1、专题部分深井高应力巷道维护摘要：我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。采用工字钢、架棚等被动支护技术已不能有效的控制巷道的变形，采用高强度全长树脂锚固锚杆锚固力大、锚固及时，能主动地将支撑载荷作用到巷道周边，对围岩施加径向力，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，取得了良好的支护效果。利用MATLAB 7.1来进行有关数据的分析和相关图形的绘制。关键词：深部巷道；锚杆支护；围岩应力；MATLAB 7.11 引言
2、我国是世界产煤大国，同样也是用煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600 m和1000 m 的储量分别占到73.19 % 和53.17 %。而随着开采深度的加大，巷道周边围岩应力呈近似线性关系的增长，巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.02.0 m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。严重时，在巷道掘进或使用期间将会在巷道中引发煤与瓦斯突出，甚至岩爆等动力灾害，严重威胁矿井的安全生产。这不但造成巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端困难，严重威胁着矿井的安全生产。在深部巷道中使用锚杆支护技术，锚杆通过径向和切向锚固力的作用，对围岩施
3、加围压，将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态，提高围岩的稳定性。锚杆贯穿围岩中的弱面，切向锚固力改善了围岩的力学性质，进而有效地控制巷道变形。 Matlab是mathworks公司于1984年推出的一套高性能的数值计算和可视化软件，它集数值分析、矩阵运算、信号处理和图形显示于一体，可方便的进行数据分析和图形绘制。2 开采深度与巷道围岩的变形关系2.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：(1) 岩体的原岩应力即上覆岩层重量
4、H，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。(2) 巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。(3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。(4) 巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。2.2德国的研究(1) 德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度
5、和巷道底板岩层强度之间的关系为： （1）式中：掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%；岩层压力，Mpa；地板岩层的单轴抗压强度，Mpa。图1移近量与岩石压力p(深度H)和底板岩层强度的关系1-砂岩(=97 Mpa)；2-页岩(45 Mpa)；3-软岩(28 Mpa)；4-煤(14 Mpa)利用该式计算结果如图1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层(=14 Mpa)中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩(=28 Mpa)中增加6.3%；在页岩(=45 Mpa)中增加5%；在砂岩(=97 Mpa)增加3.4%
6、。同时取=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。(2) 德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为：（2）既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。2.3前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部
7、巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为：（3）（4）式中：、顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm；时间，d；、顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2；岩石容重，kN/m3；巷道所处的深度，m；岩石单轴抗压强度，kPa；寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa；巷道所处的深度，cm；巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维
8、护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。3 围岩变形破坏原因分析从巷道围岩变形破坏特点看，巷道发生严重变形破坏的原因主要有以下几个方面：（1）原岩应力与构造应力随着开采深度的延深在不断升高，在浅部呈现中硬岩变形破坏特征的工程岩体，进入深部后转化为高应力软岩，围岩裂隙极其发育，表现为软岩特征。（2）构造应力和地应力大是造成巷道发生严重变形破坏的最主要原因，高构造应力和高地应力使得巷道围岩中积聚了大量的弹性能，降低了围岩的强度和抗破坏能力，围
9、岩出现了破坏。（3）支护结构与参数不合理，由于U 型钢支架与围岩之间存在架后空隙，支架受力不均匀，不能及时发挥支护作用，支架的承载能力大幅度下降，降低了支架的适应性，影响了巷道的稳定。其次，巷道的底角是巷道支护的关键部位，当巷道的顶帮压力较大时，造成巷道底板围岩中出现应力集中现象，从而使得巷道的底板产生显著塑性变形和剪切破坏，出现碎胀、弯曲、流变等变形，表现显著的为底鼓，顶板下沉，两帮内挤，从而造成巷道支护结构的全面失稳破坏。提高支护强度，优化巷道支护系统3.1原巷道支护存在的不足通过对围岩变形破坏特点及原因的分析，可知原巷道支护系统的不足主要表现在：二次支护采用25 U 型钢拱形可缩支架支护
10、时，由于支护结构与参数不合理，造成顶板及两帮围岩严重变形破坏，形成大范围的破碎岩体。另外，巷道松动圈围岩和巷道底角未采取加固措施，从而导致整个巷道支护体失稳。3.2支护对策3.2.1维护围岩强度，适应围岩变形由于围岩变形有一个剧烈期，持续时间长，变形量大，既不能全部抵抗围岩变形，又不能任其发展。其解决办法有两个：一是变被动支护为主动支护，及时提供支护抗力，修护时基本支护仍采用锚网喷支护。二是根据软岩巷道变形特点变刚性支护为柔性支护，以柔克刚，先放后抗，二次支护时辅以U 型钢可缩支架进行支护。3.2.2提高围岩强度由于巷道周围岩体中存在大量裂隙，导致其自身的强度大为降低。为提高围岩的整体强度，采
11、用注浆或锚注加固周围松动圈围岩。3.2.3提高支护强度由于巷道顶板及两帮围岩严重变形破坏，已形成大范围的碎裂岩体，常规的锚网喷与拱形棚联合支护达不到支护预期的效果。因此，采用锚注支护与U 型钢可缩支架联合支护，以提高巷道整体支护强度。4深井巷道锚杆支护的关键理论与技术4.1深井巷道锚杆支护理论基础传统的悬吊、组合梁、组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且只适用于特定的条件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石力学性质的改善，但仅限于岩石处于峰前弹性状态下对内聚力C、内摩擦角、弹性模量E的作用，
12、未涉及岩石处于峰后的情况。围岩强度强化理论认为：(1) 巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载机构。(2) 巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数()改善被锚固岩体的力学性能。(3) 巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述23个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。(4) 煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力。(5) 巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区
13、的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。运用极限平衡理论，在各向等压的情况下，圆形巷道的塑性区半径和周边位移的计算式为：（5）（6）式中：巷道周边位移；塑性区半径；原岩应力；支护阻力；圆形巷道半径；围岩内摩擦角；围岩的粘聚力；剪切弹性模量。由式5和式6可知，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层的原岩应力，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力。再因在给定巷道条件下，原岩应力是定值，内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度愈低，则周边位移值显著增大。针对巷道围岩中等稳定的条件，根据理论研究、计算和相似材料模拟试验，得到了以下认识；(1) 锚固体破坏前后的内聚力、内摩擦角、锚固体极限强度、残余强度随锚杆支护
14、强度增加而提高，破坏后的较破坏前的提高更显著，因此锚杆可以增强巷道围岩的稳定性，控制巷道的周边位移。见表1、表2。不同锚杆支护强度下锚固体破坏前C、值表1锚杆支护强度/(Mpa)00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/(Mpa)0.3470.3570.3630.3680.3830.3770.387等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.1438.8040.40不同锚杆支护强度下锚固体破坏后C*、值表2锚杆支护强度/(Mpa)00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/(Mpa)0.01680.01820.01830.01840
15、.01860.01940.021等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.40(2) 破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和，的强化大于的强化，与的强化比值为1.061.13，这对破裂岩体的稳定十分有利。(3) 破裂岩体的和随的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定，见图2。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。4.2深部巷道锚杆支护作用机理4.2.1锚杆锚固力锚杆安设在岩体内部，它的受力以及它作用于围岩的力同框式支架相比要复杂得多。国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的抗拔试验方法，但国内外许多学者纷纷撰文指出了抗拔力与锚固力的区别，所以有必要进一步分析和明确锚固力的定义。图2锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/Mpa图3锚杆约束围岩的力根据锚杆
